铁矿石中磷含量的测定方法(以重铬酸钾法测定铁矿石中铁含量,用) 某高磷铁矿石选铁降磷试验
高磷铁矿石选矿降磷一直是国内外选矿界公认的难题。铁矿石矿物与磷的嵌布关系相当复杂,磷在铁矿石中以多种形态存在。但磷与铁矿物的嵌布关系可以归纳为两种,一种是磷和铁都以独立矿物的形式出现,另一种是磷以离子吸附的形式存在于铁矿物中。
对于第一种形态的磷,可通过细磨使铁矿物与磷酸盐矿物完全解离,然后通过磁选、重选或浮选分离,或通过化学浸出和微生物浸出进行脱磷。其中,化学浸出是一种有效的脱磷方法,矿石中的磷矿不需要完全的单体解离,只要暴露出来与浸出液接触,就可以达到脱磷的目的。但由于化学浸出耗酸量大,成本高,废水对环境污染大,且易造成矿石中可溶性铁矿物溶解,造成铁的损失,工业应用较少。
至于第二种形态的磷,无论磨得多细,磷都不会以单矿物的形式游离出来。这类矿石应通过选矿工艺富集,冶炼脱磷,即铁水预处理脱磷或微生物浸出脱磷。冶炼过程脱磷的基本原理是在转炉或电炉前,碱性氧化物或碱性渣与铁水中的磷反应生成磷渣进行脱磷。这种方法效果很好,但成本高,我国正在研究冶炼脱磷。生物浸出降磷的机理是通过富集、筛选、驯化、诱变等过程培养出的高效溶磷微生物菌株,可以摄取矿石中的磷作为其营养物质,同时在代谢过程中不断产酸,也增强了溶磷活性。但周期较长,目前还没有大规模应用,对于其工业化应用值得探索。
某铁矿石原矿铁品位高达56.22%,磷含量为0.83%。矿产分布关系复杂,但储量可观。对该矿石的研究具有重要意义,并可为此类矿石的选矿提供参考。
一、矿石性质
(1)矿石的化学成分
原矿化学多元素分析结果见表1,铁矿物化学物质见表2。
表1矿石化学多元素分析结果(质量分数)/%
全铁氧化亚铁Fe2O3二氧化硅二氧化钛氧化铝首席行政官船用汽油(Marine Gas Oil的缩写)56.224.3675.236.670.484.612.120.45
运营商Na2OK2O如同SP烧损
0.200.0450.0110.0610.0180.833.92
表2矿石中铁的化学物相分析铁相含量/%分配率/%磁铁矿8.6915.46
半假赤铁矿中的铁32.3357.51
赤铁矿(褐色)矿石中的铁14.3025.43
碳酸盐0.170.30
硫化铁0.010.02
硅酸盐铁0.721.28
总计达56.22100.00
从表1和表2可以看出,矿石中可供选矿回收的主要成分是铁,品位高达56.22%;需选矿排除的主要脉石为二氧化硅和氧化铝,其总含量为11.28%。有害的砷、硫含量较低,但磷含量高达0.83%,是需要去除的主要杂质。中等磁铁矿分布率为15.46%,半假赤铁矿分布率为57.51%。如果采用弱磁选,铁的理论回收率为72.97%,如果回收分布在赤铁矿(棕)矿中的铁,总量将达到98.40%。(2)矿物成分和含量
矿石肉眼呈灰绿色至灰黑色。显微鉴定、X射线衍射分析和扫描电镜分析综合研究表明,矿石中主要铁矿物为磁赤铁矿,其次为磁铁矿、赤铁矿和褐铁矿。脉石矿物主要为鲕绿泥石,其次为应时和胶磷矿,其他微量矿物为锆石和金红石。表3列出了矿石中主要矿物的含量。
表3矿石中主要矿物的含量(质量分数)/%
磁铁矿磁赤铁矿红色铁矿石褐铁矿石英鲕绿泥石胶磷矿其他的16.934.518.18.24.815.02.30.2
(3)矿石中磷的赋存状态矿石中磷的相组成见表4。矿石中的中磷主要以两种形式产出:一种是独立的磷酸盐矿物,另一种分布在铁矿物中。显微镜观察和扫描电镜分析表明,磷酸盐矿物主要为胶磷矿,通常呈椭圆形集合体,内部有环状结构,在铁鲕粒中呈鲕核状出现,或不规则地充填在铁鲕粒之间,集合体粒度较均匀,一般为0.1 ~ 0.2毫米。
表4矿石中磷的化学物相分析
磷相含量/%分配率/%中等磷酸盐0.3946.99
铁矿物中的磷0.4149.40
中磷硅酸盐0.033.61
总计达0.83100.00
矿石中磷的另一个重要赋存形态是均匀分布在铁矿物中。相比较而言,沿裂缝边缘的磷含量略高,磁铁矿和磁赤铁矿表现出相似的特征。可见,铁矿物中的磷主要以吸附的形式存在。从矿石中磷的综合赋存形态不难看出,作为水泥产生的胶磷矿和部分作为鲕核产生的胶磷矿在磨矿过程中可以解离,在选矿过程中会与其他脉石一起排入尾矿中。而以吸附态均匀分布于铁矿物中的磷,其赋存状态与类质同象没有明显区别,因此在选矿过程中仍会随载体矿物进入铁精矿。预计即使采用化学处理也难以获得低磷铁精矿。
二、检验设备和试剂
实验室设备主要有XMB-67 φ200mm×240mm棒(球)磨机;XF-63系列单室浮选机;φφ400mm×300mm圆筒湿式弱磁机,圆筒表面场强不高于159 kA/m;Xcs-73磁选管φ50mm,场强不高于240 ka/m;XF-63系列单室浮选机;Xf ⅱ挂槽浮选机:φ100磁选柱;01-3电烘箱;标准筛;True 空过滤器。
主要实验室化学品有:NaOH(工业级);铁抑制剂SD(自制);活化剂CaO(分析纯);磷还原剂AC、磷还原剂AL和捕收剂(自制)。
三。选矿试验研究及成果
(1)弱磁选试验
1.弱磁选磨矿粒度试验
低磁选粒度试验是考察磁精矿的品位和有害杂质P与磨矿粒度的关系。试验采用XCGS-73磁分离管,磁场强度为143.2 kA/m,结果见表5。从表5可以看出,在- 0.038mm粒度占97.90%的情况下,精矿品位仅为63.37%,而P含量仍高达0.52%,说明获得高质量铁精矿的难度很大。
表5研磨粒度测试结果
研磨粒度浓缩率/%精矿品位/%精矿回收率/%全铁P
-0.075毫米84.1459.870.6789.23
-0.075毫米65.80%81.2160.800.6386.86
-0.075毫米76.1661.250.6082.47
0.075毫米84.70%75.8461.340.5982.28
-0.045毫米84.50%72.6662.580.5779.61
-0.045毫米89.60%71.8862.320.5578.92
-0.045毫米93.10%69.7763.450.5377.54
-0.045毫米94.80%67.5763.560.5375.34
-0.038毫米97.90%67.2163.370.5274.87
2.弱磁选的磁场强度试验原矿磨至- 0.038mm,占97.90%,用φ400mm×300mm弱磁选机分选。磁场强度对精矿指标的影响见表6。
表6磁场强度测试结果
磁场强度/(卡·米-1)
浓缩率/%精矿品位/%精矿回收率/%全铁P
79.5866.2463.330.5473.99
119.465.9963.340.5374.07
143.266.5063.500.5374.70
159.267.4062.780.5575.10
从表6可以看出,随着磁场强度的增加,精矿TFe品位在63.50%-62.78%之间波动,回收率略有上升。考虑到铁精矿品位与回收率的关系,弱磁选的磁场强度应为143.2 kA/m。3.弱磁选机分选试验及产品检验。采用φ400mm×300mm的电磁弱磁选机。在磁场强度为143.2kA/m的条件下,对粒度为- 0.038 mm占97.90%的原矿进行一次粗选和精选。这两个尾矿合并成总尾矿。测试结果见表7。
表7弱磁选试验结果
产品名称产量/%等级/%回收率/%全铁P
弱磁性精矿63.9663.640.5472.64
尾矿36.0442.5427.36
原矿100.0056.030.83100.00
为了查明弱磁精矿的化学成分,对其主要化学成分进行了分析,为下一步浮选提铁降杂提供了依据。弱磁选精矿主要化学成分分析结果见表8。表8弱磁精矿的主要化学成分(质量分数)/%
全铁二氧化硅氧化铝首席行政官船用汽油(Marine Gas Oil的缩写)运营商P烧损63.642.463.270.770.310.100.541.86
从表8可以看出,弱磁选精矿的主要脉石矿物是铝硅酸盐,其次是烧失量高达1.86%,主要有害杂质是P,高达0.54%。目前成熟的浮动二氧化硅工艺难以满足降磷要求。因此,针对弱磁选精矿中的特殊脉石成分,研究了多种药剂和工艺。(2)弱磁精矿提铁降磷浮选试验
1.反浮选药剂筛选试验
为了选择对弱磁精矿降磷效率高的捕收剂,对弱磁精矿进行了再磨,并采用不同的捕收剂进行了反浮选试验。测试流程见图1,结果见表9。
图1弱磁性精矿反浮选条件试验流程
表9捕收剂筛选试验结果
收集器名称浓缩率/%精矿品位/%精矿回收率/%全铁P
腺苷三磷酸89.7864.130.4390.78
马87.5064.100.4288.30
说唱93.3764.070.4094.20
型电动隔膜泵91.4063.980.4392.47
马萨诸塞州85.4163.960.5086.31
从表9可以看出,RAP对磷有很好的选择性,精矿中磷的含量最低。因此,选择RAP作为反浮选回收铁和降磷的捕收剂。2.NaOH剂量试验
根据图1所示流程,SD、CaO、RAP用量分别为600g/t、400g/t,浮选温度为30℃,浓度为30%,浮选时间为4min。NaOH用量对反浮选的影响见表10。
表10反浮选NaOH用量试验结果
NaOH用量/(克吨-1)
浓缩率/%精矿品位/%精矿回收率/%全铁P
60084.1563.480.4385.27
90085.2263.590.4386.39
120085.5163.590.4256.69
160085.7863.580.4386.95
200090.2963.570.4391.39
从表10可以看出,NaOH用量在900 ~ 1600 g/t范围内,产率、精矿品位和尾矿品位变化不大,精矿中磷含量与NaOH用量无明显关系。因此,NaOH的用量为1200g/t,并进行以下试验。3.SD剂量试验
根据图1所示流程,NaOH用量1200g/t,CaO用量400g/t,RAP用量400g/t,浮选温度30℃,浓度30%,浮选时间4min,SD用量对反浮选效果的影响见表11。从表11可以看出,当SD用量为600 g/t时,精矿品位和作业回收率都较高,而磷含量较低,因此选择SD用量为600g/t是合适的
表11反浮选SD用量试验结果
SD剂量/(克吨-1)
浓缩率/%精矿品位/%精矿回收率/%全铁P
名流63.8163.600.4264.56
60085.5163.590.4286.69
八百91.4863.440.4592.57
100091.8263.220.4592.76
120093.4753.290.4794.35
4.CaO剂量试验根据图1所示流程,NaOH用量为1200g/t,SD用量为600g/t,RAP用量为400g/t,浮选温度为30℃,浓度为30%,浮选时间为4min。CaO用量对反浮选的影响见表12。
表12反浮选CaO用量试验结果
CaO用量/(克吨-1)
浓缩率/%精矿品位/%精矿回收率/%全铁P
名流85.5163.590.4286.69
60082.8763.490.4383.91
八百77.3063.240.4078.21
100073.2263.210.4274.01
从表12可以看出,随着CaO用量的增加,尾矿产量增加,铁的作业回收率降低,精矿中磷的含量略有降低。综合考虑,选用800g/t的CaO用量较为合适5.RAP剂量试验
根据图1所示流程,NaOH、SD、CaO用量固定为1200g/t、600g/t、800g/t,浮选温度30℃,浓度30%,浮选时间4min。RAP用量对反浮选的影响见表13。
表13反浮选RAP用量试验结果
SD剂量/(克吨-1)
浓缩率/%精矿品位/%精矿回收率/%全铁P
20094.6262.990.4995.18
名流77.3063.240.4078.21
60068.5263.880.4569.82
八百60.8364.010.4462.15
100057.9864.230.4353.33
从表13可以看出,随着RAP用量的增加,精矿产量下降,铁品位略有上升,但精矿磷含量变化不明显。考虑到增加浓缩操作和实施分级加药可以提高分选效果,粗选捕收剂用量为400g/t6.反浮选闭路试验
在条件试验的基础上,进行了一次粗选、一次精选、三次扫选的闭路试验,结果见表14。
表14反浮选闭路试验结果
产品名称产量/%等级/%回收率/%全铁P
集中注意91.5064.360.4092.52
尾矿8.5056.017.48
弱磁性精矿100.0063.650.54100.00
(3)弱磁精矿磁选柱提铁降磷试验磁选柱是一种高效的精选设备,已在磁铁矿山成功推广应用。为考察磁选柱对弱磁选精矿提铁降杂的影响,进行了磁选柱试验,磁场强度为8.96kA/m,上升水速为3cm/s,脉冲时间为2 s,试验结果见表15。
表15弱磁精矿磁选柱勘探试验结果
-0.025毫米部分含量浓缩率/%精矿品位/%精矿回收率/%全铁P
79.7568.7164.100.4469.22
70.2577.8664.040.4378.22
从表15可以看出,两种不同磨矿粒度的弱磁精矿的磁选柱试验,对提铁降磷效果不显著。(4)弱磁精矿化学浸出降磷试验
由于浮选、磁选等物理选矿方法提铁降磷效果不佳,进行了弱磁精矿化学浸出试验,浸出液固比为4∶1。测试结果见表16。
表16弱磁精矿化学处理试验结果
试验条件浓缩率/%精矿品位/%精矿回收率/%全铁P
2.50% AC,连续搅拌浸出6h98.6163.970.4399.55
1.25% AC,连续搅拌浸出2h98.8563.890.4399.66
5.00%活性炭,连续搅拌浸出24h97.7063.640.4298.94
5.00%的铝,连续搅拌浸出24小时98.9062.980.5599.25
从表16可以看出,化学药剂AC比al具有更好的降磷效果,但无论药剂浓度和浸出时间如何变化,精矿中的磷都没有明显降低,这进一步说明磷的存在是由矿石本身的性质决定的,不能进一步降低。四。结论。
(1)某铁矿石磁选、浮选和化学浸出试验结果表明,浮选效果良好。对比各种浮选捕收剂的试验结果,RAP效果显著,最终铁精矿中的磷只能降到0.4%。
(2)这种矿石在降磷过程中损失了大量的铁,因此同类矿山的最终产品设计应着重保证铁的回收率,否则会造成铁资源的极大浪费。
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